JP4159634B2 - Metallic iron manufacturing method and equipment - Google Patents
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Abstract
Description
【0001】
【発明の属する技術分野】
本発明は、鉄鉱石等の酸化鉄を炭材等の炭素質還元剤と共に加熱還元して金属鉄を得る技術の改良に関し、簡単な処理で酸化鉄を金属鉄にまで還元すると共に、酸化鉄源中に脈石成分などとして混入しているスラグ成分を分離し、高純度の金属鉄として効率よく製造することのできる方法および装置に関するものである。
【0002】
【従来の技術】
鉄鉱石や酸化鉄ペレット等の酸化鉄を炭材や還元性ガスにより直接還元して還元鉄を得る直接製鉄法としては、従来よりミドレックス法に代表されるシャフト炉法が知られている。この種の直接製鉄法は、天然ガス等から製造される還元ガスをシャフト炉下部の羽口から吹込み、その還元力を利用し酸化鉄を還元して金属鉄を得る方法である。また最近では、天然ガスに代わる還元剤として石炭等の炭材を使用する還元鉄製造プロセスが注目されており、具体的には所謂SL/RN法が既に実用化されている。
【0003】
また他の還元鉄製造法として米国特許3,443,931号公報には、炭材と粉状酸化鉄を混合して塊状もしくはペレット状に成形し、ロータリーハース上で加熱還元して還元鉄を製造するプロセスが開示されている。
【0004】
これらの方法で製造された還元鉄は、そのまま或はブリケット状などに成形してから電気炉などへ装入し、鉄源として用いられる。近年、鉄スクラップのリサイクルが活発化するにつれて、上記方法によって得られる還元鉄はスクラップ中に混入してくる不純物元素の希釈材として注目されている。
【0005】
ところが従来の還元製鉄法によって得られる還元鉄には、原料として用いた酸化鉄(鉄鉱石中の脈石など)や炭材(石炭中の灰分など)に含まれるSiO2 ,Al2 O3 ,CaO等のスラグ成分が大量に混入してくるため、製品の鉄品位(金属鉄としての純度)が低くなる。
【0006】
実用化に当たっては、次の精錬工程でこれらのスラグ成分は分離除去されるが、スラグ量の増加は精錬溶湯の歩留りを低下させるばかりでなく、電気炉の操業コストにも悪影響を及ぼすので、鉄品位が高くスラグ成分含有量の少ない還元鉄が求められるが、前述の如き従来の還元鉄の製法でこうした要求に応えるには、還元鉄製造原料として鉄品位の高い鉄鉱石を使用しなければならず、実用可能な製鉄原料の選択幅を大幅に狭めることになる。
【0007】
更に上記の様な従来法では、酸化鉄源と炭材を混合し一旦塊状やペレット状等に予備成形しなければならず、予備成形のための設備や操業に要する負担増が避けられない。
【0008】
更に他の直接還元製鉄法として特開平8−27507号公報には、可動炉床上に脱硫剤を含む炭素質還元剤粉と酸化鉄粉を夫々層状に重ねて敷き、これを加熱することによって海綿鉄を得る方法を開示している。この方法によれば、炭素質還元剤によって酸化鉄の還元が行なわれると共に、石炭等の炭素質還元剤中に含まれる硫黄成分は脱硫剤に捕捉されるので、硫黄分含量の少ない海綿鉄を得ることができ、その後の脱硫負荷が軽減される旨強調されている。
【0009】
しかしながらこの方法では、酸化鉄原料などをペレット状等に予備成形する必要がないという利点の反面、酸化鉄源と炭素質還元剤が直接接触しないため還元効率が低く、加熱還元に長時間を要し、生産性の点で工業的規模の実用化にそぐわない。しかも上記従来の方法は、還元鉄を海綿鉄状で得る方法であるから海綿鉄中の脈石成分が分離されず、還元鉄としての鉄品位が低くなる。かかる鉄品位の低い還元鉄を電気炉等へ鉄源として供給すると、生成スラグ量の増大によって電気炉操業性に悪影響を及ぼすばかりでなく、スラグへの鉄分混入ロスによる鉄分歩留りの低下、エネルギー原単位の上昇、生産性の低下など、多くの問題を生じてくる。しかも、使用する酸化鉄源の鉄分含有量が低くなると上記の問題は一層顕著に現われてくるので、低品位の酸化鉄源を実操業の原料として使用することは殆んど不可能であり、高品位の酸化鉄源しか使用できない。
【0010】
【発明が解決しようとする課題】
本発明は上記の様な従来技術の問題点に鑑みてなされたものであって、その目的は、塊状やペレット状等への事前の予備成形を要することなく、また高品位の酸化鉄源はもとより低品位の酸化鉄源からであっても、スラグ成分混入量が少なくFe純度の高い還元鉄を効率よく製造することのできる技術を確立しようとするものである。
【0011】
【課題を解決するための手段】
上記課題を解決することのできた本発明にかかる製法は、酸化鉄含有粉と炭素質還元剤含有粉との混合物を、ペレット状等に予め成形することなく混合粉末として炉床上に敷いた状態で加熱し、還元・溶融するところに要旨が存在する。この方法を実施するに当たっては、炉床上に敷かれた前記混合物を押圧し圧密化してから加熱する様にすれば、酸化鉄源と炭素質還元剤との接触がより密になり、加熱還元効率を一層高めることができるので好ましく、また前記混合物の層に凹凸を形成し表面積を拡大した状態で加熱すれば、加熱有効面積の拡大によって加熱還元効率は更に高められる。
【0012】
また本発明では、上記の様に炉床上に敷かれた前記混合物を加熱して還元・溶融させるものであり、溶融した高比重の還元鉄は炉床面に直接接触して該床面の耐火物を熱劣化させたり、或は還元溶融の後該床面から生成物を排出する際に還元鉄が該床面に付着して排出性を害する恐れがあるので、該炉床上に熱保護を兼ねた離床促進層を形成しておけば、該炉床からの生成物の排出を容易にすると共に該炉床の寿命を延長することができるので好ましい。また、この方法を実施する際にも、前記混合物に脱硫剤を含有させておけば、加熱還元・溶融工程で生成する硫黄分が該脱硫剤によって捕捉され、得られる還元鉄の硫黄含有量を低減できるので好ましい。
【0013】
更に本発明にかかる金属鉄製造装置は、上記製法を実施する際に好ましく用いられる装置であって、移動可能な炉床と、該炉床上に酸化鉄含有粉と炭素質還元剤含有粉の混合物を供給する供給機構と、該炉床上の混合物を加熱する加熱機構と、加熱により還元・溶融した生成物を炉床外へ排出する排出機構と、生成物を還元鉄とスラグ成分に分離する分離機構を備えているところに特徴を有している。
【0014】
この装置においても、上記炉床上に敷かれた混合物を押圧する押圧機構を付設し、或は前記混合物の層に凹凸を形成する凹凸形成機構を付設し、或は更に前記炉床上に、熱保護を兼ねた離床促進層を形成する離床促進層形成機構を付設しておくことは、好ましい実施形態として推奨される。
【0015】
また該装置における前記炉床は、閉鎖ループに沿って移動する複数の炉床ユニット、或は往復移動する複数の炉床ユニットで構成し、更には回転する円盤状の炉床、或は更に、横向き円筒状耐火物炉の内部を同軸的に回転する複数の炉床ユニットで構成し、原料混合物の供給から加熱還元・溶融、更には生成物の排出に至る一連の工程を連続化できる様にすることは、この装置を工業規模で実施する際の好ましい形態として推奨される。
【0016】
【発明の実施の形態】
上記の様に本発明の製法では、酸化鉄含有粉と炭素質還元剤含有粉(以下、炭材ということがある)との混合物を、炉床上に敷いた状態で加熱し、還元・溶融することによって金属鉄を得るものであり、即ちこの方法では、酸化鉄源と炭材を粉末状態で混合して使用するので、塊状やペレット状への予備成形が不要であり、しかもこの方法であれば、酸化鉄源と炭材が粉末状で混合され相互に隣接した状態で加熱還元に供されるので加熱還元が速やかに進行し、比較的短時間の加熱処理で還元を効率よく進めることができる。更にこの方法では、加熱還元によって生成する還元鉄は引き続いて加熱溶融され、スラグ成分を排斥しつつ金属鉄同士が相互に融着し合って集合するので、鉄品位の低い酸化鉄源を使用した場合でも、スラグ成分混入量が極めて少なくFe純度の高い還元鉄として得ることが可能となる。
【0017】
以下、本発明にかかる金属鉄の製造装置の一例を示す図面を参照しつつ、本発明の製法と装置をより具体的に説明していくが、本発明はもとより図示例に制限されるものではなく、前・後記の趣旨に適合し得る範囲で適当に設計を変更して実施することも可能であり、それらも当然本発明の技術的範囲に含まれる。
【0018】
図1,2は本発明にかかる金属鉄の製造装置を例示するもので、図1は、天井部を開放して示す概略平面説明図、図2は図1の概略横断面説明図であり、図中、1は加熱炉、2a,2bは原料供給部、3a,3bは炉床ユニット、4は炉床ユニットを移動させるためのレール、5は加熱機構を構成するバーナ、6は分離機構を構成する溶融分離炉を夫々示している。
【0019】
本例では、図示する如く原料供給部2a,2bを挟んで中央部に設けた加熱炉1内で、レール4により往復動できる様にパレット状の炉床ユニット3a,3bが配置されており、原料供給部2a(または2b)で炉床ユニット3a(または3b)内に酸化鉄源と炭材の混合物を供給して適当な厚みで敷き、場合によっては該混合物層を押圧して圧密化し、更には表面に凹凸を形成してから加熱炉1内へ移動させ(図1では、図面上方部の原料供給部2aで炉床ユニット3a内に原料混合物を供給した後、該ユニット3aを加熱炉1へ移動させた状態を示している)、この部分でバーナ5によって加熱することにより還元・溶融を進める。
【0020】
炉床ユニット3a上に敷かれて加熱炉1内へ送り込まれた原料混合物中の酸化鉄源は、バーナ5からの熱を受け該混合物中の炭材および該炭材から生成する一酸化炭素によって還元され、且つ隣接する炭材からの炭素分の浸炭を受けつつ更に加熱されて溶融する。この間、溶融した還元鉄は、副生するスラグ成分を排斥しながら相互に付着し合って集合し、次第に大きな溶融状態の還元鉄の塊に成長していく。従って、該加熱炉1内で所定時間加熱すると、該炉床ユニット3a内では還元により生成し相互に付着集合した溶融状態の還元鉄は大きな塊となるが、該還元鉄の溶けた塊は、前述の如くスラグ成分を排斥しつつ溶融状態の還元鉄同士が相互に付着集合したものであり、表面にスラグ成分が付着しているだけで内部には実質的にスラグ成分は混入してこない。
【0021】
かくして還元・溶融を終えた後は、該炉床ユニット3aを図示していない任意の傾動手段によって溶融分離炉6方向へ傾動させ、生成物を炉床ユニット3aから溶融分離炉6方向へ排出させ、温度が低下しているときは該溶融分離炉6で更に加熱し流動性を保持せしめ、還元鉄FeとスラグSを比重差によって分離し、表層側からスラグSを、また下方部から金属鉄Feを抜き出す。
【0022】
生成物の排出を終えた炉床ユニット3aは、図1の下方側に設けた原料供給部2bへ移動させると共に、原料供給部2aで原料供給を終え待機している炉床ユニット3bを加熱炉1内へ送り込み、前記と同様にして原料混合物の加熱還元・溶融が行なわれる。この間に、図面下方の原料供給部2bでは他の炉床ユニットへの原料供給(あるいはその押圧、表面凹凸の形成)が行なわれ、次回の加熱還元・溶融のために待機する。そして、加熱炉1内で加熱還元・溶融を終えた炉床ユニットからの還元生成物の排出を終えると、該炉床ユニットを図面上方に移動させて加熱炉1から出すと共に、原料供給部2bで待機していた炉床ユニットを加熱炉1内へ送り込む。この操作を繰り返すことによって、原料混合物の加熱還元・溶融を間欠的に連続して行なうことができる。
【0023】
この様な方法を実施する際に、加熱炉1から排出される排ガスは相当の熱と可燃性ガスを含んでいるので、この排ガスはバーナ5の燃料としてリサイクルすれば、燃料費の節減に寄与することができるし、あるいは近隣設備の加熱源や燃料として有効利用することも可能である。
【0024】
また、この方法を実施する際の原料混合物の調製に当たっては、酸化鉄源中に含まれる酸化鉄の還元に必要な理論量以上の炭材が配合されるが、より好ましくは、「原料酸化鉄の還元に必要な量+還元鉄の浸炭に必要な量+酸化損失量」を満足する様に炭材の配合量を調整することが望ましい。しかして、上記加熱還元工程で生成する還元鉄が加熱還元雰囲気で浸炭されると融点が低下し、スラグ成分との分離が一層容易になるからである。従って炭材の配合量は、原料酸化鉄に対し、その還元に必要な理論量と上記浸炭量、更には加熱炉内での酸化損失量も加味して調整することが望ましい。
【0025】
炉床ユニット上に敷かれる原料混合物は、粉末状の混合物として適当な厚さとなる様に敷く。このときの厚みは、個々の製造装置の構成や規模、加熱効率などを考慮して適宜決定すればよいが、該混合物層を内部まで速やかに加熱して還元・溶融を効率よく進めるうえで好ましい厚さは10〜300mm、より一般的には20〜100mmの範囲である。
【0026】
なお原料混合物は炉床ユニット上の全面にほぼ同じ厚さで敷いてもよく、あるいは前述の如く任意の押圧装置で適当に抑えて圧密化したり表面に凹凸を形成して加熱有効面積を拡大し、あるいは更に炉床ユニット上に適当な隙間をあけて台形状など任意の形状に複数個載置することも可能であり、本発明では「炉床上に敷く」とは、この様な載置法も包含する。
【0027】
炉床ユニット上に敷かれた原料混合物は、適当なレベリング機構によって厚みを均一にしただけでも構わないが、例えば押圧ローラ等により押し付けて圧密化し、酸化鉄と炭材をより密に接触させると、還元効率を一層高めることができるので好ましい。
【0028】
また、こうした押圧処理を行なう際に、該押圧層の表面に凹凸を形成して表面積を拡大すると、上方からの熱を該混合物層の内部まで効率よく伝えられ、且つ還元反応によって生成するCO2 ガスの放出も加速され、還元効率を更に高めることができるので好ましい。該凹凸の形状には特に制限がなく、線状、波状、格子状など任意の形状にすることが可能であるが、押圧層を適当な大きさの格子状に仕切る様に凹凸を形成しておけば、各格子内で加熱還元により生成する金属鉄が1つの溶けた塊として集合し、ほぼ均一な大きさの金属鉄の塊として生成するので、その後の処理(スラグ成分との篩い分けによる分離操作など)等を標準化し易くなるので好ましい。
【0029】
加熱還元時の操作温度は、還元によって生成する金属鉄あるいはその浸炭物が溶融し得る温度以上であれば特に制限されないが、加熱炉1の内張り耐火物や炉床ユニット等の熱劣化を最小限に抑えつつ加熱還元を効率よく進めるには、1350〜1550℃、より好ましくは1400〜1500℃の範囲が望ましい。
【0030】
図3〜6は、本発明の他の実施例を示すもので、図3は概略平面図、図4は、図3におけるA領域の概略縦断面説明図、図5,6は、図3におけるB−B線およびC−C線部分の概略断面説明図をそれぞれ示している。
【0031】
本例の装置は、多数の炉床ユニット3,3,……を、トラック状の閉鎖ループに沿って連続的に旋回移動する移動機構上に配設し、該トラック状ループに沿って旋回移動する過程で、原料混合物の供給→押圧・圧密化(更には凹凸形成)→加熱還元・溶融→生成物の排出の各操作を連続的に行なえる様にしている。
【0032】
即ち図3において、7a,7bは原料供給部、8a,8bは押圧(又は更に凹凸形成)部、D領域とE領域は加熱還元ゾーン、9a,9bは生成物排出部を夫々示しており、該トラック状ループ内を2分し、1ループ内で2工程の加熱還元・溶融を連続的に行なえる構成のものを示している。
【0033】
原料供給部7a,7bで炉床ユニット3上に供給された原料は、押圧部8a,8bで押圧されて圧密化された後、加熱ゾーンD,Eへ送られ、この領域D,Eでバーナ5等の加熱機構からの熱を受けて加熱還元が進められる。そして、還元・溶融を終えて排出部9a,9bに至った炉床パレット3は、図4および図6に示す如く任意の傾動手段によって傾動し、その内部の還元・溶融物を溶融分離炉6へ排出し、比重差により逐次還元鉄Feと生成スラグSの分離を行なう。
【0034】
また本例では、図3,4に示す如く加熱ゾーンD,Eの略中間部に原料2次供給部10a,10bが設けられ、この部分で原料混合物を2次供給できる様にしている。即ち粉末状の混合物として供給される原料は、押圧処理を施したとしても加熱還元・溶融工程で炭材の燃焼と酸化鉄の還元によってその体積は1/2〜1/3倍程度に減容するので、このままで連続操業を続けることは、加熱還元の後半期で炉床ユニット3の有効処理能(内容量)を十分に活かせなくなる。従って、図示する如く加熱還元の途中で各炉床ユニット3内の原料混合物が減容した時点で、該減容量に見合った量の原料混合物を2次供給部10a,10bから追加装入し、引き続いて加熱還元を進める様にすることは、生産性を高めるうえで極めて有効である。
【0035】
図7は本発明の他の実施例を示す概略縦断面説明図であり、複数の炉床ユニット3,3……をキャタビラータイプの旋回駆動装置に固定し、原料混合物の供給→押圧・圧密化→加熱還元・溶融→排出の一連の工程を閉鎖ループに沿って連続的に実施できる様に構成されている。即ち図示する如く、閉鎖ループの上方側右端の原料供給部7から炉床ユニット3上に原料粉末を供給し、押圧ローラ8で原料粉末を押圧すると共に、必要により凹凸を形成し、引き続いてバーナ5等の加熱機構を備えた加熱部1へ送って加熱することにより、前記図示例で説明したのと同様にして還元・溶融を進める。そして、加熱部の下流側に設けた冷却機構12で生成物を冷却し、図7の右端に至ると、炉床ユニット3がその旋回に合わせて傾動し、生成物は炉床ユニット3から剥離して自重で自然に下方へ落下していく。従ってこの生成物を下方で受け、粉砕後磁選などにより金属鉄とスラグを分離すればよい。
【0036】
この方法を実施する際には、生成物が炉床ユニット3から容易に剥離して落下し得る様にすることが必要であり、その為の手段として本例では、閉鎖ループの下方部に離床促進剤供給部13を設け、この部位で炉床ユニット3の受け面に、例えばMgO懸濁液などの離床促進剤を付着させる様にしている。該離床促進剤は、この様に炉床ユニット面からの生成物の剥離を容易にするものであり、好ましくは還元鉄や生成スラグよりも高融点の化合物、あるいは生成スラグ中に混入して該スラグの融点を高める化合物であればその種類の如何は問わないが、離床促進効果やコスト等を考慮して特に好ましいのはMgO,CaO,Al2 O3 等の金属酸化物、またはこれらを含む複合酸化物である。これらの離床促進剤を炉床ユニット表面に付着させておくと、上記の様に生成物の離床が容易になるばかりでなく、該炉床ユニット面の熱劣化も抑えられ、その寿命延長を増進することもできるので好ましい。また該離床促進剤は、図示例の他、たとえば原料混合物供給部の前に粉末状などで供給することも可能である。
【0037】
また図7の例でも、加熱還元・溶融部から排出される排ガスをダクト14を通して回収し、その保有熱や含有可燃ガスを熱エネルギーや燃料として有効利用できる様にしている。
【0038】
図8,9は、本発明の更に他の実施例を示す縦断面説明図および横断面説明図であり、ドーナツ状に形成された炉内で回転する円盤状の炉床3上で加熱還元・溶融を行なう様にした装置を示している。
【0039】
即ちこの装置は、ドーナツ状の加熱炉1内で円盤状の炉床3がターンテーブルの様に回転する構成となっており、原料供給部7から原料混合物を供給し、押圧ローラ8で該混合物を押圧した後、バーナ5からの熱によって還元・溶融を進める。次いで冷却ゾーン12で還元生成物を冷却した後、その下流側に設けたスクリュータイプの排出機構15により生成物を床面から剥離しながら排出させ、図示しない篩いや磁選装置によってスラグ成分と還元鉄の分離を行なう。この方法を実施する際にも、原料供給部7の直上流側で離床促進剤を塗布もしくは散布し、離床促進を図ると共に炉床の熱劣化抑制を図り、また押圧ローラ8の部分で押圧層の表面に凹凸を形成して加熱還元効率を高め、更には加熱部からの排ガス有効利用できる様にすることも有効である。
【0040】
図10は本発明にかかる更に他の実施例を示す概略断面説明図であり、横向き円筒状の耐火物炉A内に同軸的に回転する複数の炉床ユニット3a,3b,3c……を有し、これらを任意の駆動源により耐火物炉Aの内周壁に沿って回転する構造を有すると共に、耐火物炉Aの任意の位置に原料供給部7と生成物排出部9が設けられ、且つ炉床ユニットの回転方向に沿って、原料供給位置の直前位置に予熱バーナ5a,その回転方向下流側に加熱バーナ5b,5b……、更にその下流側に送風冷却部12aが固定して設けられている。
【0041】
この装置を用いて還元・溶融を行なう際は、予熱バーナ5aによって予熱された炉床ユニット3aが回転して原料供給部7へ至るまでに、原料供給部7から原料混合物を炉A内へ装入する。装入された原料混合物は、炉床ユニット3a上に乗った状態で回転しつつバーナ5bからの熱を受けて順次還元され、還元鉄が生成すると共に、スラグ成分が逐次分離されていく。そして更にその下流側では、送風冷却部12から冷風を送り、還元・溶融によって生成した金属鉄とスラグ成分を冷却固化させ、生成物排出部9から逐次炉A外へ排出し、磁選などによって金属鉄とスラグ成分を分離する。この操作、即ち原料混合物の装入→加熱還元・溶融→冷却固化→排出→金属鉄の分離を連続的に行なうことにより、還元鉄を連続的に製造することができる。
【0042】
なお上記では、還元・溶融によって生成した金属鉄を炉A内で一旦冷却固化させてから炉A外へ排出させる例を示したが、図示例の送風冷却部にも加熱バーナを設け、この部分で還元鉄とスラグ成分を全て溶融させた後、排出部9から溶融状態で排出させることも有効である。
【0043】
本発明の方法および装置は例えば上記の様に構成されるが、その最大の特徴点は、前述の如く酸化鉄源と炭素質還元剤の粉末を混合状態で加熱還元し、生成する還元鉄を溶融状態でスラグ成分と分離させることによって金属鉄内へのスラグ成分の混入を抑え、Fe純度の高い還元鉄を得るところに特徴を有するものであり、この方法と装置を使用すれば、高品位の酸化鉄源はもとより酸化鉄含有量の低い低品位の酸化鉄源からでも、例えばFe含有量が95%以上、更には98%以上と行った極めてFe純度の高い還元鉄を得ることができる。従って本発明は、例えば高炉ダスト等として排出される少量の酸化鉄を含む廃棄物からでもFe分を有効に回収することができ、また本発明の方法や装置を採用することによって分離されるスラグを原料としてリサイクルし、該スラグ中に少量混入してくる酸化鉄分を更に回収してFe分の回収率を高めることも有効となる。
【0044】
ところで、酸化鉄源と混合して用いられる炭素質還元剤としては石炭粉やコークス粉が最も一般的であるが、これらの中には相当量の硫黄が含まれているため、前記加熱還元工程で生成する還元鉄中には相当量の硫黄が混入し、その後の精錬工程での脱硫負荷を高める恐れがある。しかしながら、本発明を実施する際に、前記原料混合物中に例えば炭酸カルシウム、炭酸ナトリウム、塩化カルシウム等を含有する脱硫剤を適量含有させておき、加熱還元工程で生成する硫黄分を該脱硫剤で捕捉しスラグと共に分離除去できる様にすれば、得られる還元鉄の硫黄含量も可及的に低減することが可能となる。
【0045】
【実施例】
以下、実施例を挙げて本発明の構成および作用効果を具体的に説明するが、本発明はもとより下記実施例によって制限を受けるものではなく、前・後記の趣旨に適合し得る範囲で適当に変更して実施することも可能であり、それらはいずれも本発明の技術的範囲に含まれる。
【0046】
実施例1
下記成分組成の鉄鉱石粉と石炭粉を下記の比率で均一に混合し、その混合物(平均粒径:35μm)を、耐火材製トレー上に100mm□×厚さ40mmとなる様に敷き、これを電気炉へ装入して窒素ガス雰囲気下に1400℃で加熱し、覗き窓から混合物の変化を観察した。
【0047】
その結果、時間の経過と共に鉄鉱石の還元が進行し溶融状態の還元鉄が点状に生成した後逐次付着集合し、約50分経過後には、溶融状態の複数の還元鉄の塊とスラグに分離した。その後冷却して電気炉からトレーを取り出し、下記成分組成の、金属光沢を持った複数の金属鉄塊と黒色のスラグが得られる。
【0048】
原料混合物
鉄鉱石粉組成(重量%)
T.Fe:69.4%,FeO:30.1%,SiO2 :1.75%
Al2 O3 :0.49%,CaO:0.45%
石炭粉組成(重量%)
固定炭素:68.5%,揮発分:21.4%,灰分:10.1%
鉄鉱石粉:石炭粉=76.9%:23.1%
生成物組成(重量%)
還元鉄塊
T.Fe:96.75%,FeO:0.31%,M.Fe:96.39
,全炭素:2.22%,金属化率:99.63%
スラグ
T.Fe:5.15%,FeO:0.56%,M.Fe:4.58%,
SiO2 :44.63%,Al2 O3 :19.18%,CaO:
10.36%
【0049】
実施例2
前記実施例1で用いたのと同じ鉄鉱石粉と石炭粉を同じ比率で均一に混合した混合物(平均粒径:35μm)を、耐火材製トレー内に、台形状(上面20mm□×下面35mm□×厚さ30mm)に圧密化した状態で9個を並べて起き、これを電気炉へ装入して窒素ガス雰囲気下に1400℃で加熱し、覗き窓から混合物の変化を観察した。
【0050】
その結果、時間の経過と共に鉄鉱石の還元が進行し溶融状態の還元鉄が点状に生成した後、9個のブロック毎に還元鉄が逐次付着集合して合体し、約17分経過後には、トレー内に9個の溶融状態の還元鉄の塊が生成した。その後冷却して電気炉からトレーを取り出すと、下記組成の金属光沢を持った9個の金属鉄塊と黒色のスラグが得られる。
【0051】
生成物組成(重量%)
還元鉄塊
T.Fe:96.35%,FeO:0.30%,M.Fe:95.96
%,全炭素:2.75%,金属化率:99.59%
スラグ
T.Fe:10.66%,FeO:2.37%,M.Fe:8.57
%,SiO2 :49.42%,Al2 O3 :17.40%,
CaO:9.51%
【0052】
【発明の効果】
以上述べた如く本発明によれば、酸化鉄源と炭素質還元剤の混合粉末をそのまま若しくは圧密状態で加熱還元・溶融することによって、Fe純度の高い還元鉄を極めて簡単に且つ効率よく得ることができる。特に本発明では、現在最も一般的に実施されている直接還元製鉄法の様に塊状やペレット状などへの予備成形が全く不要であり、しかも鉄源と還元剤が相互に接触しあって速やかに還元反応が進行するので、還元効率が非常に高い。また還元によって生成する還元鉄は、溶融状態でスラグ成分を排斥しつつ相互に付着し合って集合していくので、鉄品位の高い酸化鉄源を用いた場合はもとより、鉄品位の低い酸化鉄源を使用した場合でも、スラグ成分混入量が少なくてFe純度の非常に高い還元鉄を容易に得ることができる。よって、従来では工業的規模の直接製鉄原料としては実用不能とされていた様な低品位の鉄鉱石原料はもとより、例えば高炉ダスト等として排出される鉄分含量の少ない廃材からでも、鉄分を有効に回収することが可能となる。また本発明の装置を使用すれば、粉末状の原料混合物を用いた直接還元製鉄を連続化することができ、工業的規模での大量生産にも容易に対応できる。
【図面の簡単な説明】
【図1】本発明の実施例を示す要部平面説明図である。
【図2】図1に示した装置の横断面相当図である。
【図3】本発明にかかる更に他の実施例を示す概略平面説明図である。
【図4】図3に示した装置の加熱還元・溶融部と分離部を拡大して示す概略縦断面説明図である。
【図5】図3におけるB−B線断面説明図である。
【図6】図3におけるC−C線断面説明図である。
【図7】本発明にかかる更に他の実施例を示す概略縦断面説明図である。
【図8】本発明にかかる更に他の実施例を示す概略縦断面説明図である。
【図9】図8における横断面説明図である。
【図10】本発明にかかる更に他の実施例を示す概略断面説明図である。
【符号の説明】
1 加熱炉(加熱部)
2,2a,2b 原料供給部
3,3a,3b 炉床または炉床ユニット
4 レール
5 バーナ(加熱機構)
6 分離部(溶融分離炉)
7,7a,7b 原料供給部
8,8a,8b 押圧ローラ(押圧機構)
9,9a,9b 生成物排出部
10,10a,10b 原料2次供給部
12 冷却ゾーン
Fe 還元鉄
S スラグ
A 横向き円筒状耐火物炉
5a 予熱バーナ
5b 加熱バーナ[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to an improvement in a technique for obtaining metallic iron by heating and reducing iron oxide such as iron ore together with a carbonaceous reducing agent such as a carbonaceous material. The iron oxide is reduced to metallic iron by a simple treatment, and iron oxide The present invention relates to a method and an apparatus capable of separating a slag component mixed as a gangue component in a source and efficiently producing it as high-purity metallic iron.
[0002]
[Prior art]
As a direct iron manufacturing method for obtaining reduced iron by directly reducing iron oxide such as iron ore and iron oxide pellets with a carbonaceous material or a reducing gas, a shaft furnace method represented by the Midrex method has been known. This type of direct iron manufacturing method is a method in which reducing gas produced from natural gas or the like is blown from the tuyere at the lower part of the shaft furnace and iron oxide is reduced using the reducing power to obtain metallic iron. Recently, a reduced iron production process using a carbonaceous material such as coal as a reducing agent in place of natural gas has attracted attention. Specifically, the so-called SL / RN method has already been put into practical use.
[0003]
As another method for producing reduced iron, U.S. Pat. No. 3,443,931 discloses that a carbonaceous material and powdered iron oxide are mixed to form a lump or pellet, and heat reduced on a rotary hearth to obtain reduced iron. A manufacturing process is disclosed.
[0004]
The reduced iron produced by these methods is used as an iron source after being formed into a briquette or the like as it is and then charged into an electric furnace or the like. In recent years, as iron scrap recycling has become active, reduced iron obtained by the above method has attracted attention as a diluent for impurity elements mixed in scrap.
[0005]
However, the reduced iron obtained by the conventional reduced iron making method includes SiO contained in iron oxide (eg gangue in iron ore) and carbonaceous material (eg ash in coal) used as a raw material. 2 , Al 2 O Three Since slag components such as CaO are mixed in a large amount, the iron quality (purity as metallic iron) of the product is lowered.
[0006]
In practical use, these slag components are separated and removed in the next refining process, but an increase in the amount of slag not only reduces the yield of the refining melt, but also adversely affects the operating cost of the electric furnace. Reduced iron with high grade and low slag component content is required, but to meet these requirements with the conventional reduced iron manufacturing method as described above, iron ore with high iron grade must be used as a raw material for producing reduced iron. Therefore, the selection range of practical steelmaking raw materials will be greatly narrowed.
[0007]
Furthermore, in the conventional method as described above, an iron oxide source and a carbonaceous material must be mixed and preliminarily formed into a lump shape, a pellet shape, or the like, and an increase in the burden required for pre-forming facilities and operations is inevitable.
[0008]
Furthermore, as another direct reduction iron manufacturing method, Japanese Patent Application Laid-Open No. 8-27507 discloses that a carbonaceous reducing agent powder containing a desulfurizing agent and an iron oxide powder are layered on a movable hearth, respectively, and heated to form a sponge. A method for obtaining iron is disclosed. According to this method, the iron oxide is reduced by the carbonaceous reducing agent, and the sulfur component contained in the carbonaceous reducing agent such as coal is captured by the desulfurizing agent. It is emphasized that it can be obtained and the subsequent desulfurization load is reduced.
[0009]
However, this method has the advantage that the iron oxide raw material does not need to be preformed into pellets or the like, but the reduction efficiency is low because the iron oxide source and the carbonaceous reducing agent are not in direct contact, and a long time is required for the heating reduction. However, it is not suitable for practical use on an industrial scale in terms of productivity. Moreover, the conventional method described above is a method of obtaining reduced iron in the form of sponge iron, so that the gangue component in the sponge iron is not separated, and the iron quality as reduced iron is lowered. If such reduced iron grade reduced iron is supplied as an iron source to an electric furnace or the like, not only will the slag increase the amount of produced slag, but the operability of the electric furnace will be adversely affected. Many problems occur, such as an increase in units and a decrease in productivity. Moreover, since the above problem appears more prominently when the iron content of the iron oxide source used is low, it is almost impossible to use a low-grade iron oxide source as a raw material for actual operation. Only high-quality iron oxide sources can be used.
[0010]
[Problems to be solved by the invention]
The present invention has been made in view of the problems of the prior art as described above, and the purpose thereof is not to require preliminary preforming into a lump or pellet, and a high-grade iron oxide source is Of course, even from a low-grade iron oxide source, a technique for efficiently producing reduced iron with a small amount of mixed slag components and high Fe purity is to be established.
[0011]
[Means for Solving the Problems]
In the production method according to the present invention, which was able to solve the above-mentioned problems, a mixture of iron oxide-containing powder and carbonaceous reducing agent-containing powder was laid on the hearth as a mixed powder without being previously formed into pellets or the like. There is a gist where it is heated, reduced and melted. In carrying out this method, if the mixture laid on the hearth is pressed and consolidated and then heated, the contact between the iron oxide source and the carbonaceous reducing agent becomes more dense, and the heating reduction efficiency It is preferable to increase the heat-reducing efficiency by increasing the effective heating area.
[0012]
Further, in the present invention, the mixture laid on the hearth is heated and reduced / melted as described above, and the molten high specific gravity reduced iron is brought into direct contact with the hearth surface and the fire resistance of the floor surface is increased. When the product is thermally deteriorated, or when the product is discharged from the floor after reductive melting, the reduced iron may adhere to the floor and impair the discharge. It is preferable to form a bed leaving acceleration layer that also serves as a bed because the discharge of the product from the hearth can be facilitated and the life of the hearth can be extended. Also, when carrying out this method, if a desulfurizing agent is included in the mixture, the sulfur content generated in the heating reduction / melting step is captured by the desulfurizing agent, and the sulfur content of the resulting reduced iron is reduced. Since it can reduce, it is preferable.
[0013]
Furthermore, the apparatus for producing metallic iron according to the present invention is an apparatus preferably used for carrying out the above-mentioned production method, and is a movable hearth, and a mixture of iron oxide-containing powder and carbonaceous reducing agent-containing powder on the hearth. Supply mechanism, a heating mechanism for heating the mixture on the hearth, a discharge mechanism for discharging the product reduced and melted by heating to the outside of the hearth, and a separation for separating the product into reduced iron and slag components It is characterized by having a mechanism.
[0014]
Also in this apparatus, a pressing mechanism for pressing the mixture laid on the hearth is provided, or an unevenness forming mechanism for forming unevenness on the layer of the mixture is provided, or further, thermal protection is provided on the hearth. It is recommended as a preferred embodiment to provide a bed-promoting layer forming mechanism for forming a bed-promoting layer that also functions as a bed.
[0015]
Further, the hearth in the apparatus comprises a plurality of hearth units that move along a closed loop, or a plurality of hearth units that reciprocate, and a rotating disk-shaped hearth, or The inside of the horizontal cylindrical refractory furnace is composed of a plurality of hearth units that rotate coaxially so that a series of processes from supplying the raw material mixture to heating reduction / melting and discharging the product can be continued. It is recommended as a preferred form when implementing this apparatus on an industrial scale.
[0016]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
As described above, in the production method of the present invention, a mixture of iron oxide-containing powder and carbonaceous reducing agent-containing powder (hereinafter sometimes referred to as carbonaceous material) is heated on a hearth and reduced / melted. In this method, since the iron oxide source and the carbonaceous material are mixed and used in a powder state, preforming into a lump or pellet is unnecessary, and this method is also possible. For example, the iron oxide source and the carbonaceous material are mixed in powder form and subjected to heat reduction in a state where they are adjacent to each other, so that the heat reduction proceeds quickly, and the reduction can proceed efficiently with a relatively short heat treatment. it can. Further, in this method, the reduced iron produced by the heat reduction is subsequently heated and melted, and the metal irons are fused and assembled together while eliminating the slag component, so an iron oxide source having a low iron quality is used. Even in this case, it is possible to obtain reduced iron having a very small Fe content and a very small amount of slag components.
[0017]
Hereinafter, the production method and apparatus of the present invention will be described in more detail with reference to the drawings showing an example of the apparatus for producing metallic iron according to the present invention. However, the present invention is not limited to the illustrated examples. However, it is also possible to change the design appropriately within a range that can meet the purpose described above and below, and these are naturally included in the technical scope of the present invention.
[0018]
1 and 2 illustrate a metallic iron manufacturing apparatus according to the present invention. FIG. 1 is a schematic plan view illustrating the ceiling portion opened, and FIG. 2 is a schematic cross-sectional explanatory view of FIG. In the figure, 1 is a heating furnace, 2a and 2b are raw material supply sections, 3a and 3b are hearth units, 4 is a rail for moving the hearth unit, 5 is a burner constituting a heating mechanism, and 6 is a separation mechanism. Each of the constituting melting separation furnaces is shown.
[0019]
In this example, pallet-shaped
[0020]
The iron oxide source in the raw material mixture laid on the
[0021]
After the reduction / melting is completed, the
[0022]
The
[0023]
When such a method is carried out, the exhaust gas discharged from the
[0024]
Further, in preparing the raw material mixture for carrying out this method, a carbon material of a theoretical amount or more necessary for the reduction of iron oxide contained in the iron oxide source is blended, but more preferably, “raw iron oxide” It is desirable to adjust the blending amount of the carbon material so as to satisfy “amount required for reduction of iron + amount required for carburization of reduced iron + amount of oxidation loss”. Therefore, when the reduced iron produced in the heat reduction step is carburized in a heat reduction atmosphere, the melting point is lowered and separation from the slag component becomes easier. Therefore, it is desirable to adjust the blending amount of the carbon material in consideration of the theoretical amount necessary for the reduction of the raw iron oxide, the above carburizing amount, and further the oxidation loss amount in the heating furnace.
[0025]
The raw material mixture laid on the hearth unit is laid so as to have an appropriate thickness as a powdery mixture. The thickness at this time may be appropriately determined in consideration of the configuration, scale, heating efficiency, etc. of each manufacturing apparatus, but is preferable for efficiently heating the mixture layer to the inside to promote reduction / melting efficiently. The thickness is in the range of 10 to 300 mm, more generally 20 to 100 mm.
[0026]
Note that the raw material mixture may be laid on the entire surface of the hearth unit with almost the same thickness, or as described above, it can be appropriately suppressed with an arbitrary pressing device to be compacted or uneven on the surface to increase the effective heating area. It is also possible to place a plurality of pieces in an arbitrary shape such as a trapezoidal shape with an appropriate gap on the hearth unit, and in the present invention, “laying on the hearth” means such a placing method. Is also included.
[0027]
The raw material mixture laid on the hearth unit may be only made uniform by an appropriate leveling mechanism, but when pressed by a pressing roller or the like, the raw material mixture is made compact, and the iron oxide and the carbonaceous material are brought into closer contact with each other. This is preferable because the reduction efficiency can be further increased.
[0028]
Further, when such pressing treatment is performed, if the surface area is increased by forming irregularities on the surface of the pressing layer, heat from above can be efficiently transferred to the inside of the mixture layer, and CO generated by a reduction reaction. 2 The release of gas is also accelerated, which is preferable because the reduction efficiency can be further increased. The shape of the unevenness is not particularly limited, and can be any shape such as a linear shape, a wavy shape, a lattice shape, etc., but the unevenness is formed so as to partition the pressing layer into an appropriately sized lattice shape. In this case, the metallic iron produced by heat reduction in each lattice gathers as one molten lump and forms as a lump of metal iron of almost uniform size, so that the subsequent treatment (by sieving with the slag component) This is preferable because it facilitates standardization of separation operations and the like.
[0029]
The operating temperature at the time of heating reduction is not particularly limited as long as it is higher than the temperature at which the metallic iron produced by the reduction or its carburized material can be melted. In order to advance the heat reduction efficiently while suppressing the temperature to 1350 to 1550 ° C, more preferably in the range of 1400 to 1500 ° C.
[0030]
3 to 6 show other embodiments of the present invention, FIG. 3 is a schematic plan view, FIG. 4 is a schematic longitudinal sectional view of the region A in FIG. 3, and FIGS. The schematic sectional explanatory drawing of the BB line and CC line part is shown, respectively.
[0031]
In the apparatus of this example, a large number of
[0032]
That is, in FIG. 3, 7a and 7b are raw material supply sections, 8a and 8b are pressing (or further uneven formation) sections, D and E areas are heating reduction zones, and 9a and 9b are product discharge sections. The track-like loop is divided into two parts, and a structure in which two steps of heat reduction and melting can be continuously performed in one loop is shown.
[0033]
The raw material supplied to the
[0034]
Further, in this example, as shown in FIGS. 3 and 4, raw material
[0035]
FIG. 7 is a schematic longitudinal sectional view showing another embodiment of the present invention, in which a plurality of
[0036]
In carrying out this method, it is necessary to make it possible for the product to easily peel off from the
[0037]
Also in the example of FIG. 7, exhaust gas discharged from the heat reduction / melting part is recovered through the
[0038]
FIGS. 8 and 9 are a longitudinal sectional explanatory view and a transverse sectional explanatory view showing still another embodiment of the present invention, in which heating reduction / reduction is performed on a disk-shaped
[0039]
That is, this apparatus is configured such that a disk-shaped
[0040]
FIG. 10 is a schematic sectional view showing still another embodiment according to the present invention, and has a plurality of
[0041]
When reduction / melting is performed using this apparatus, the raw material mixture is loaded into the furnace A from the raw
[0042]
In the above, the example in which the metallic iron produced by reduction / melting is once cooled and solidified in the furnace A and then discharged out of the furnace A is shown. It is also effective to melt the reduced iron and the slag component in a molten state after melting all of the reduced iron and slag components.
[0043]
The method and apparatus of the present invention are configured as described above, for example, and the greatest feature thereof is that, as described above, the iron oxide source and the carbonaceous reducing agent powder are heated and reduced in a mixed state, and the produced reduced iron is obtained. By separating the slag component from the molten state in a molten state, the mixing of the slag component into the metallic iron is suppressed, and it is characterized by obtaining reduced iron with high Fe purity. Even from a low-grade iron oxide source having a low iron oxide content as well as a reduced iron oxide source, it is possible to obtain reduced iron with an extremely high Fe purity, for example, with an Fe content of 95% or more, more preferably 98% or more. . Therefore, the present invention can effectively recover the Fe content even from a waste containing a small amount of iron oxide, for example, discharged as blast furnace dust, and the slag separated by adopting the method and apparatus of the present invention. It is also effective to increase the recovery rate of Fe by recycling iron as a raw material and further recovering the iron oxide content mixed in a small amount in the slag.
[0044]
By the way, as the carbonaceous reducing agent used by mixing with the iron oxide source, coal powder and coke powder are the most common, but since these contain a considerable amount of sulfur, the heating reduction step A considerable amount of sulfur is mixed in the reduced iron produced in
[0045]
【Example】
Hereinafter, the present invention will be described in detail with reference to examples. However, the present invention is not limited by the following examples, and is suitably within a range that can meet the purpose described above and below. It is also possible to change and implement, and all are included in the technical scope of the present invention.
[0046]
Example 1
The iron ore powder and coal powder having the following composition are uniformly mixed in the following ratio, and the mixture (average particle size: 35 μm) is laid on a refractory material tray so that the thickness becomes 100 mm □ × thickness 40 mm. The sample was charged into an electric furnace and heated at 1400 ° C. in a nitrogen gas atmosphere, and the change of the mixture was observed from a viewing window.
[0047]
As a result, the reduction of the iron ore progresses over time, and the molten reduced iron is generated in the form of dots, and then successively adheres and collects. After about 50 minutes, the molten reduced iron lump and slag are mixed. separated. Thereafter, it is cooled and the tray is taken out from the electric furnace, and a plurality of metallic iron ingots having a metallic luster and black slag having the following composition are obtained.
[0048]
Raw material mixture
Iron ore powder composition (wt%)
T. T. Fe: 69.4%, FeO: 30.1%, SiO 2 : 1.75%
Al 2 O Three : 0.49%, CaO: 0.45%
Coal powder composition (% by weight)
Fixed carbon: 68.5%, volatile content: 21.4%, ash content: 10.1%
Iron ore powder: Coal powder = 76.9%: 23.1%
Product composition (wt%)
Reduced iron ingot
T. T. Fe: 96.75%, FeO: 0.31%, M.P. Fe: 96.39
, Total carbon: 2.22%, Metallization rate: 99.63%
Slug
T. T. Fe: 5.15%, FeO: 0.56%, M.P. Fe: 4.58%,
SiO 2 : 44.63%, Al 2 O Three : 19.18%, CaO:
10.36%
[0049]
Example 2
A mixture (average particle size: 35 μm) in which the same iron ore powder and coal powder as used in Example 1 were uniformly mixed at the same ratio was trapezoidal (upper surface 20 mm □ × lower surface 35 mm □) in a refractory material tray. Nine of them were raised side by side in a state of being consolidated to a thickness of 30 mm), charged in an electric furnace, heated at 1400 ° C. in a nitrogen gas atmosphere, and the change of the mixture was observed from the viewing window.
[0050]
As a result, the reduction of the iron ore progresses over time, and the reduced iron in the molten state is generated in the form of dots, and then the reduced iron is sequentially attached and assembled every nine blocks. After about 17 minutes, Nine molten iron ingots were formed in the tray. Then, after cooling and taking out the tray from the electric furnace, nine metallic iron ingots and black slag having a metallic luster having the following composition are obtained.
[0051]
Product composition (wt%)
Reduced iron ingot
T. T. Fe: 96.35%, FeO: 0.30%, M.P. Fe: 95.96
%, Total carbon: 2.75%, metallization rate: 99.59%
Slug
T. T. Fe: 10.66%, FeO: 2.37%, M.M. Fe: 8.57
%, SiO 2 : 49.42%, Al 2 O Three : 17.40%,
CaO: 9.51%
[0052]
【The invention's effect】
As described above, according to the present invention, reduced iron with high Fe purity can be obtained very simply and efficiently by heating and reducing and melting the mixed powder of the iron oxide source and the carbonaceous reducing agent as they are or in a compacted state. Can do. In particular, in the present invention, there is no need for preforming into a lump or pellet form as in the direct reduction iron making method currently most commonly performed, and the iron source and the reducing agent are in contact with each other quickly. Since the reduction reaction proceeds, the reduction efficiency is very high. In addition, the reduced iron produced by reduction collects and adheres to each other while excluding slag components in the molten state, so when using a high-quality iron oxide source, iron oxide with low iron quality is used. Even when a source is used, reduced iron having a very high Fe purity with a small amount of mixed slag components can be easily obtained. Therefore, iron is effectively used not only from low-grade iron ore raw materials that were previously impractical as industrial-scale direct iron-making raw materials, but also from waste materials with low iron content discharged as blast furnace dust, etc. It becomes possible to collect. Moreover, if the apparatus of this invention is used, the direct reduction iron manufacture using a powdery raw material mixture can be continued, and it can respond easily also to mass production on an industrial scale.
[Brief description of the drawings]
FIG. 1 is an explanatory plan view of an essential part showing an embodiment of the present invention.
FIG. 2 is a cross-sectional equivalent view of the apparatus shown in FIG.
FIG. 3 is a schematic plan view showing still another embodiment according to the present invention.
4 is a schematic longitudinal cross-sectional explanatory view showing an enlarged view of a heating reduction / melting part and a separation part of the apparatus shown in FIG. 3;
5 is a cross-sectional explanatory view taken along line BB in FIG. 3. FIG.
6 is a cross-sectional explanatory view taken along the line CC in FIG. 3;
FIG. 7 is a schematic longitudinal sectional view illustrating still another embodiment according to the present invention.
FIG. 8 is a schematic longitudinal sectional view showing still another embodiment according to the present invention.
9 is an explanatory diagram of a transverse section in FIG. 8. FIG.
FIG. 10 is a schematic cross-sectional explanatory view showing still another embodiment according to the present invention.
[Explanation of symbols]
1 Heating furnace (heating unit)
2,2a, 2b Raw material supply section
3, 3a, 3b hearth or hearth unit
4 rails
5 Burner (heating mechanism)
6 Separation section (melting separation furnace)
7, 7a, 7b Raw material supply section
8, 8a, 8b Pressing roller (pressing mechanism)
9, 9a, 9b Product discharge section
10, 10a, 10b Raw material secondary supply section
12 Cooling zone
Fe reduced iron
S slug
A Horizontal cylindrical refractory furnace
5a Preheating burner
5b Heating burner
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